分送分选工艺流程改造

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分送分选工艺流程改造(精选3篇)

分送分选工艺流程改造 篇1

河南神火煤电股份有限公司薛湖选煤厂于2009年初投产,设计能力180 Mt/a,技改后达到210 Mt/a。入洗0~120 mm原煤,工艺系统为:大于13 mm粒级块煤浅槽重介质分选,13~0.5 mm粒级预先脱泥后,经有压入料三产品重介质旋流器分选,小于0.5 mm粒级煤泥直接浮选。选煤厂自2009年初试运行以来,主要存在以下问题:各分选脱水环节跑粗严重;缺乏粗煤泥分选环节,重介质旋流器分选下限与浮选床分选上限之间粒级得不到有效分选,严重影响了全厂精煤产率;浮选入料浓度低,设备处理量不足;全厂产品质量不稳定等。

1 原工艺系统存在的问题

1.1 分选环境差,产品质量不稳定

选煤厂原设计工艺流程见图1,原设计存在两个突出问题:一是重选和浮选之间存在一个有效分选的缺口[1],粒度处于重选和浮选有效分选范围交界附近2~0.25 mm级粗煤泥分选效率最低;二是水力分级旋流器组自身存在底流浓度高,溢流中颗粒少,分级效果差的缺陷[2],致使浮选系统入料浓度偏低,旋流器分级粒度偏细,且分级效率低。表1所示为分级旋流器组的入料及产品粒度组成分析结果,其粒度分配曲线如图2所示。经计算:当分级粒度Sd=0.25 mm时,分级效率η=33.78%。若Sd=0.125 mm,分级效率η=45.42%。错配物含量较高,增大了粗煤泥对末煤重介质系统的污染,同时造成浮选系统跑粗严重,而FCSMC系列静态微泡旋流浮选床对大于0.25 mm粒级的颗粒浮选效果明显降低,造成一定的精煤损失。

1.2 系统中跑粗环节较多

原煤分级筛为BHS25100型,采用弹性杆筛板,筛分理论依据是低频大振幅运动。制作过程中,为保证筛分效率,弹杆在固定杆的孔隙中做旋转运动,弹性杆受到较强的振动不停地与固定孔产生摩擦,因此,固定孔处的弹性杆易断裂。一旦断裂,大于13 mm粒级原煤会进入末煤系统,给下游混料泵、重介质旋流器、损坏离心脱水机等都会带来较大的事故风险。生产中经常因原煤分级筛跑粗造成三产品重介质旋流器精煤段、矸石段堵塞,损坏离心脱水机筛篮等现象。同时,筛篮损坏会使粗颗粒进入加压过滤机,又会造成加压过滤机主轴压死、料浆放空、阀门堵塞等问题;一旦中煤离心液和中煤、矸石脱介筛跑粗,大量粗颗粒直接进入浓缩池,造成压滤系统底流泵和压滤机入料泵堵塞,并且会损坏快开压滤机滤布。前期生产中,此类事故经常发生,造成生产不连续,电耗、各种材料及药剂消耗较大。

1.3 其他问题

由于原设计中对原煤含矸量估计偏小,块煤脱介筛选用ZK1248单层直线振动筛,处理量为50 t/h,末矸石脱介筛选用ZK1848单层直线振动筛,处理量50 t/h。当井下采煤面过断层时,矸石量占原煤的30%~50%,矸石脱介筛选型偏小,造成矸石筛跑介、跑水等,增大了介质消耗,同时造成矸石胶带输送机机尾窜水。

2 技术改造措施

2.1 增加粗煤泥分级分选系统

改造后的工艺流程采用三产品旋流分级筛+TBS分选机+德瑞克高频振动细筛的高效组合,如图3所示。三产品旋流分级筛是水力旋流器和弧形圆筒筛相结合的一种新型设备,能够实现0.25 mm有效分级,且分级粒度可通过对筛缝和中心管的插入深度实现灵活调整。原生煤泥经三产品旋流分级筛分级,溢流和筛下物进入浮选系统,底流进入TBS分选,TBS精矿经筛缝0.18 mm德瑞克高频振动细筛脱泥后,由煤泥离心机脱水成为粗精煤,筛下水作为浮选入料,离心液回原生煤泥桶;TBS尾矿进入中煤、矸石磁选尾矿桶,回收后作为中煤。

2.2 截粗技术的应用

精煤离心液经振动弧形筛截粗后掺入浮选精矿,中煤离心液和中煤、矸石磁选尾矿由原设计的直接排入浓缩池改为与TBS底流一并汇入中煤、矸石磁选尾矿桶,由两台振动弧形筛截粗后,筛下水进入浓缩池,筛上物由煤泥离心机脱水后作为中煤产品。原煤分级筛更换成进口香蕉筛,实现严格按13 mm分级。

2.3 增大矸石系统处理量

将块煤和末煤系统矸石脱介筛分别更换成ASH2442单层直线振动筛,单台处理量达120 t/h。从而避免了因矸石量大造成的跑水、跑介现象,大大降低了介耗。

3 改造效果

3.1 精煤产率提高

表2所示为三产品旋流分级筛产品粒度分析结果,从表中可以看出,底流浓度521 g/L,其中小于0.125 mm细粒级占13.04%;溢流浓度81 g/L,其中大于0.25 mm粒级粗颗粒占溢流的13.95%,筛下物浓度97 g/L,其中大于0.25 mm级粗颗粒占9.0%。底流浓度已经达到了TBS的最佳入料浓度范围,与表1所示分级旋流器产品粒度分析相比,夹细现象明显降低。溢流和筛下物混合后进入静态旋流微泡浮选床分选,既满足了浮选床的最佳入料浓度80~120 g/L要求,同时适应了浮选床对细粒级煤分选效果较好的条件。

表3所示为改造后的粗煤泥分选系统各产品情况。从表中可知,德瑞克高频振动细筛筛上物中小于0.125 mm细粒级含量占4.48%,粗煤泥中细泥污染较小;TBS精矿经德瑞克高频振动细筛脱泥后,灰分降低2.63百分点,满足了销售精煤灰分指标小于11%的要求。

表4所示为技改前8个月平均产率和技改后连续6个月产品煤平均产率情况。精煤产率较技改前提高2.88百分点,煤泥产率较技改前下降了3.49百分点。按照年入洗原煤100万t,2011年第二季度无烟煤产品市场价格计算,精煤增收:100万t×0.5%(末精煤)×1 300元/t+100万t×2.39%(块煤)×1 450元/t+100万t×0.61%(中煤)×400元/t-100万t×3.49%(煤泥)×270元/t=3 417.2万元。

据统计,2010年前8个月共发运精煤253批次,其中灰分超过销售要求11%共27批次,合格率89.33%,技改后连续8个月共发运精煤185批次,其中3次超过11%的灰分要求,合格率98.38%,较改造前提高9.05百分点。

注:入料压力0.1 MPa,底流口直径58 mm。

3.2 材料消耗大大降低

表5列出了技改前后三大材料消耗的对比数据。吨原煤介耗较改造前下降1.1 kg,吨干煤泥浮选药剂消耗较改造前降低0.04 kg,吨原煤电耗较改造前降低1.0 kW·h。按年入洗100万t原煤计算,则介质消耗节约费用100万t×1.1 kg×1 000元/t=100万元;浮选药剂消耗节约费用100万t×17%(入浮煤泥量)×0.04 kg×6 000元/t=4.28万元;电耗节约费用100万t×1kW·h×0.6元/(kW·h)=60万元。由此可以看出,技改后,介耗、药剂消耗和电耗共计节约164.28万元。

4 结 语

薛湖选煤厂粗煤泥分选系统采用“三产品旋流分级筛+TBS分选机+德瑞克叠层式高频振动筛”高效组合的改造方式,在实现粗煤泥高效分选的同时,为末煤重介质分选系统和浮选系统提供了良好的粒度条件,提高了浮选入料浓度,该技术属国内外首创。截粗技术的应用,解决了生产系统中的跑粗问题,生产更加稳定,同时减少了各粒级错配造成的损失。因此,该技术对新建选煤厂的设计和老厂改造都具有很好的借鉴意义。

摘要:薛湖选煤厂原工艺系统存在粗煤泥分级、分选效果差,跑粗严重等问题;采用国内外首创的“三产品旋流分级筛+TBS分选机+德瑞克高频振动细筛”组合工艺对煤泥水系统进行了技术改造,不仅实现了粗煤泥的高效分级和有效分选,同时为后序工艺创造了良好的粒度和浓度条件,提高了精煤产率,降低了生产用药剂、介质等材料消耗和电耗。

关键词:选煤厂,煤泥,三产品旋流分级筛,TBS分选机,高频振动细筛

参考文献

[1]孙伟,沈丽娟,陈建中,等.粗煤泥分选回收新技术集成在神火煤电股份有限公司选煤厂的应用[J].选煤技术,2010(1):33-35.

[2]谢登峰.水力分级旋流器在我国选煤厂的应用范围及研究方向[J].煤炭加工与综合利用,2009(6):24-26.

[3]曹玉洵,郭德,衡玉华,等.我国粗煤泥分选设备现状[J].选煤技术,2010(1):64-67.

[4]沈丽娟,陈建中,胡言风.细粒矿物分级设备的研究现状及进展[J].选煤技术,2010(3):65-69.

分送分选工艺流程改造 篇2

1粗煤泥回收环节存在的问题

( 1) 粗煤泥回收环节没有洗选设备,粗精煤灰分高,重介和浮选背灰严重。近年来,由于优质瘦煤资源短缺,选煤厂平均入洗煤泥量由原来的18% 增加至25% ,最高达到30% 以上。粗煤泥回收环节由水力旋流器组、粗煤泥高频筛和粗煤泥离心机组成。水力旋流器设备陈旧,分级效率低,只能对粗煤泥进行简单处理。粗精煤灰分居高不下,如表1所示。从表中可以看出,2012年6—12月粗精煤平均灰分为18. 30% 。由于粗精煤灰分高,为了确保总精煤灰分满足用户要求,在洗选过程中,需要降低重介选精煤和浮选精煤的灰分,造成总精煤产率降低。

( 2) 由于粗煤泥系统没有分选设备,煤泥水负荷大。主洗设备三产品重介质旋流器适宜处理50 ~ 1 mm的物料,浮选系统适宜处理小于0. 5 mm物料,对于1 ~ 0. 5 mm物料没有进行有效分选回收,积聚在系统内,导致煤泥水负荷加重, 形成恶性循环。

( 3) 1 ~ 0. 5 mm煤泥在重介质系统分选,介耗偏高。选煤厂采用原煤不脱泥入洗工艺,洗选物料中1 ~ 0. 5 mm粗粒煤泥积聚在重介系统内, 影响介质回收净化效果。选煤厂介耗如表2所示,从表中可以看到,平均介耗高达2. 80 kg /t, 生产成本较高。

2粗煤泥分选环节的改造

为了解决粗煤泥分选问题,经过调研,2013年初,太原选煤厂对粗煤泥分选环节进行了改造。因为选煤厂有两套重介质分选系统,在不影响生产的情况下,分步对两套系统的粗煤泥环节进行了改造: 2013年1—7月对重介二期进行改造,2013年8月—2014年2月对重介一期进行改造。改造后的工艺流程见图1。

2.1洗选入料增设脱泥工艺

在物料进入主分选设备———三产品重介质旋流器前,增设筛缝为1 mm的脱泥筛,筛上50 ~ 1 mm物料进入三产品重介质旋流器分选,筛下小于1 mm的物料进入筛下水桶,作为粗煤泥回收环节的入料。脱泥筛采用2台型号ABS3661的香蕉筛,设备参数如表3所示。

2.2更换粗煤泥水力分级设备

将原水力分级旋流器组更换为2台直径1 m的水力分级旋流器,型号FX1000—GT,分级粒度0. 25 mm。旋流器入料为脱泥筛的筛下水( 物料小于1 mm) ,分级后小于0. 25 mm的溢流进入浮选系统; 1 ~ 0. 25 mm底流进入CSS干扰床分选机分选。水力分级旋流器要求入料浓度小于120 g / L,要求分级压力在0. 1 ~ 0. 15 MPa。水力分级旋流器溢流口直径350 mm,底流口直径170 mm,处理能力800 ~ 1 100 m3/ h。

2.3增设CSS粗煤泥干扰床分选工艺

新安装了2台型号CSS3. 6的粗煤泥干扰床分选机,其技术参数如表4所示。分级旋流器底流进入CSS粗煤泥分选机分选,选后精矿经高频筛、离心机脱水后成为粗精煤产品,尾矿经高频筛脱水后成为混煤产品。该分选设备由PLC工控机通过传感器探测分选室内的床层情况,实现了自动化操作。

2.3.1CSS粗煤泥干扰床分选机工作原理

CSS干扰床分选机是根据循环水流速与重颗粒和轻颗粒物料流速的差异,实现轻重物料的分选。物料根据自身粒度和密度大小进行沉降,各自的沉降速度与上升水流速度差异形成上下不同的流动方向,沉降速度与上升水流速度接近的物料在桶内形成比较稳定的干扰床层。干扰床层内细小的组织间隙阻碍着轻、细颗粒的沉降,这部分轻、细颗粒从上部溢流而出,形成溢流产品。 沉降快的颗 粒从底部 排料口排 出,形成底流 产品。

2.3.2CSS粗煤泥干扰床分选机系统组成

CSS粗煤泥干扰床分选机主要由顶水自稳定系统、密度自稳定系统和综合控制系统组成。顶水自稳定系统利用流量计传输给控制系统的流量信号,自动调节顶水阀门的开度或顶水泵的变频器输出量,实现了顶水自稳定控制。密度自稳定系统通过执行机构来接收控制箱的信号。综合控制系统能够根据设备开停情况、顶水压力情况、 分选室内密度变化情况等进行自动调节。

2.3.3CSS粗煤泥干扰床分选机工艺参数要求

CSS粗煤泥分选机的入料浓度一般控制在300 ~ 400 g / L,若入料固体含量过高,入料浆体不易被充分流化,错配物量会随入料固体含量的增大而增大。

上升干扰水流速度是形成稳定 “干扰床层” 的重要因素,因此在日常操作中需保持上升干扰水流压力稳定,浓度控制在小于5 g /L,顶水压力应保持在0. 07 ~ 0. 1 MPa,可利用循环水作粗煤泥分选机的顶水,实现洗水平衡。

3粗煤泥分选工艺的优化

2014年2月重介质两个系统改造运行后,效果比较明显。重介质系统吨原煤介耗降低较多, 粗煤泥灰分有所降低。但在运行中发现,改造后的工艺环节还需优化,新设备没有完全达到运行要求的技术参数。

3.1粗煤泥工艺存在的问题

( 1) 为了实现洗水平衡,粗煤泥分选机顶水使用循环水,这就造成重介质系统全部运行时, 350煤泥桶液位不稳定,时常抽空,重介系统选前脱泥筛( 316 /1. 2) 冲水( 来自350煤泥桶) 不稳定,频繁出现跑水和翻料情况,脱泥筛处理量较小,达不到额定处理量,脱泥筛脱泥效率低,不能很好地发挥原料煤选前脱泥的作用。

( 2) 重介质系统水力分级旋流器入料桶液位不稳定,经常抽空,分级旋流器分选压力最高达到0. 08 MPa,低于最低技术要求值0. 1 MPa,入料浓度平均为400 g /L,高于技术要求值120 g / L,水力分级旋流器分级效果差。

( 3) CSS粗煤泥分选机入料( 水力分离旋流器的底流) 浓度平均为700 g /L,高于CSS要求的入料浓度300 ~ 500 g /L,入料中大于1 mm物料含量过高,分选效果差。

3.2工艺优化方案

3.2.1改善洗水供应系统

将重介质系统的脱介筛喷水、粗煤泥分选机顶水补水以及脱泥筛的喷水彻底分成两套系统, 各自供水,互不干扰。这三个地方的补水都来自循环澄清水池,分别用两台泵各自供应,一台泵供应重介质两个系统的8台精煤、中煤、矸石脱介筛的喷水,另一台泵供应两台脱泥筛的冲水和两台粗煤泥分选机的顶水补水。正常开机过程中,两套系统互相供水,各自成回路,遇到紧急事故或者特殊情况,在主厂房标高4 m和厂房外中央水仓房顶有串联阀门可以互相串联使用。

3.2.2优化分级旋流器工艺

( 1) 将粗精煤脱水筛的筛下水改入粗煤泥分级旋流器入料桶,在精煤浓缩机溢流管某处开一口,增加一条管道将溢流抽至分级旋流器入料桶中,补充水力分级旋流器入料桶的水量,确保液位稳定。将分级旋流器的溢流加支管返回入料桶内,逐渐改变入料浓度,达到技术参数要求的入料浓度小于120 g /L。

( 2) 将两台分级旋流器的伸缩内径由原来的 Φ350 mm减小至 Φ300 mm,增加分级旋流器的分级压力。改造完成后,分级旋流器1 mm粒级分级效率增高,分级压力达到0. 12 MPa以上。

3.2.3优化CSS粗煤泥分选工艺环节

( 1) 将分级旋流器的底流口直径由原来的 160 mm增大至 200 mm,减小底流浓度。改造完成后,达到了CSS粗煤泥分选机要求的入料浓度300 ~ 500 g /L。CSS粗煤泥分选机入料条件改善后,粗精煤平均灰分降低至12% 左右。

( 2) 将粗煤泥干扰床分选机的自动排料装置由电动改为气动,使排料跟踪更准确,自动化程度更高。

4经济效益测算

粗煤泥工艺环节优化完成后,对系统进行了跟踪,测定了经济效益等相关指标,如表5和表6所示。

( 1) 由表5可以看出,通过增设选前脱泥环节,系统平均介耗由改造前的2. 80 kg /t原煤降低至改造后的2. 18 kg /t,降低了0. 62 kg /t,节约了生产成本。

( 2) 改造完成后分级旋流器分级效率、脱泥筛脱泥效果都达到了设计要求。粗精煤平均灰分由改造前的18. 30% 降低到改造后的12. 26% , 降低了6. 04个百分点,精煤总产 率提高了0. 5% 。

( 3) 2014年6—11月,太原选煤厂入洗原煤165. 6万t,精煤产率提高0. 5% , 即多洗出近8 280 t精煤。按瘦精煤价格480元 / t计算,可增加经济效益397万元。

2014年6—11月介耗降低了0. 62 kg / t原煤, 系统减少介质损耗1 026 t。按介质价格1 000元/t计算,可节约成本102. 6万元。

通过技术改造和工艺优化,2014年6—11月可增加经 济效益近500万元,经济效益 十分显著。

5结束语

粗煤泥工艺环节改造及工艺优化结束后,弥补了以往粗煤泥工艺没有分选设备的不足。在全重介入洗过程中,50 ~ 1 mm物料进入三产品重介质旋流器回收,1 ~ 0. 25 mm物料由CSS干扰床分选机回收,小于0. 25 mm物料经浮选工艺回收,最大程度地利用了原煤资源,提高了精煤产率; 在工艺优化过程中,实现了洗水平衡,杜绝了洗水外排,满足了环保要求。粗煤泥系统优化的措施,尤其是实现系统洗水平衡的措施,值得全重介入洗选煤厂借鉴 。

摘要:太原选煤厂原采用不脱泥全重介洗选工艺,存在粗精煤灰分高、煤泥水负荷大、介耗高等问题;通过增设脱泥筛及CSS粗煤泥分选机等技术改造,并对粗煤泥回收环节进行优化,弥补了粗煤泥环节没有分选工艺的不足,降低了粗精煤灰分,提高了总精煤产率,降低了系统介耗。

分送分选工艺流程改造 篇3

1 原工艺存在的问题

1.1 煤质的变化

随着达竹公司下属煤矿采煤机械化程度大幅度提高, 该厂入洗原煤可选性由原来的中等可选变成难选, 原煤平均灰分近40%。原有的跳汰工艺适用于可选性较好的原煤, 当入洗难选煤时, 精煤质量难以保证。据2006年统计, 该厂精煤产率仅为38.1%, 主洗矸石带煤损失达10%, 主洗中煤中的精煤损失达30%以上。因此, 跳汰洗煤工艺系统改造势在必行。

1.2 煤泥水系统压力增大

表1列出了小于0.5 mm粒级原煤的小筛分资料。从中可以看出, 该厂浮选入料细泥含量较大, 灰分高, 浮选难度大。此外, 部分入洗原煤极易泥化, 在生产过程中产生大量次生煤泥, 导致煤泥含量高达25%以上 (最高达30%) , 造成洗水浓度增大, 粗煤泥降灰困难 (粗煤泥灰分在15%~17%) 。入浮煤泥中小于0.075 mm粒级含量高达56%, 煤泥的可浮性较低, 浮选操作难度增加, 煤泥水处理系统管理困难。

1.3 生产能力不足

近年来, 该厂虽然对原有跳汰洗煤工艺、设备进行了技术改造, 使原煤入洗能力提高至90万t/a, 采用延时生产可达100万t/a, 但达竹公司每年可供石板选煤发电厂入洗的原煤量已超过150万t。显然, 该厂现有的煤炭入洗能力已远远不能满足生产的要求, 严重制约了企业的发展。

2 改造后的工艺流程及特点

根据石板选煤发电厂原煤分选难度大和煤泥含量高的特点, 经比较多种选煤方法, 最终确定选煤工艺为:原煤脱泥入洗, 脱泥后的50~0.5 mm采用无压给料三产品重介质旋流器分选, 0.5~0 mm细粒煤泥采用浮选工艺, 尾煤浓缩压滤脱水。

2.1 工艺流程

改造后的工艺流程如图1所示。将原煤破碎至小于50 mm粒级后进入脱泥筛脱泥, 脱泥筛筛上50~0.5 mm粒级经缓冲布料箱进入无压给料三产品重介质旋流器;筛下小于0.5 mm粒级物料经浓缩后直接去浮选系统。重介质旋流器分选出的精煤、中煤、矸石三种产品分别进入弧形筛脱介, 弧形筛筛下介质悬浮液入合格介质桶, 筛上物分别进入相应的振动脱介筛。脱介筛一段合格介质进入合格介质桶, 二段稀介质进入磁选机分选, 磁选尾矿进入相应的磁选尾矿桶。精煤磁选尾矿经浓缩脱水后得到精煤产品, 中煤、矸石去尾煤浓缩机。

小于0.5 mm粒级煤泥进入浮选系统, 浮选精煤由泵打入加压过滤机, 脱水后的产品掺入块精煤作为最终产品, 滤液返回浮选入料桶。浮选尾矿去尾煤浓缩机, 浓缩机底流经泵打入快开压滤机, 滤饼作为煤泥产品, 滤液自流至浓缩池进行再次浓缩, 形成闭路循环。

2.2 主要特点

(1) 采用原煤预先脱泥工艺。

将原煤中大部分煤泥预先脱除, 粗煤泥经TBS系统回收后直接进入浮选系统, 提高了浮选效果。原煤脱泥后, 进入重介质旋流器的煤泥量减少, 一方面提高了重介质旋流器的分选效果;另一方面降低了重介质悬浮液的粘度, 增强了脱介筛的脱介效果。同时, 依靠少分流或不分流保证悬浮液中非磁性物含量在工艺要求范围之内, 降低了磁选机的负荷, 提高了介质回收率, 降低了介耗。

(2) 采用分级破碎机, 简化原煤处理系统。

在原煤入洗之前, 应用SSC70200型分级破碎机对原煤进行破碎处理, 该设备集筛分与破碎为一体, 简化了传统的原煤筛分破碎流程, 具有处理能力大、可靠性好、产品粒度控制准确、成块率高、破碎耗能低等特点。

(3) 原料煤采用双给介无压给料三产品重介质旋流器分选。

该旋流器一段为圆筒形, 二段为圆锥形, 内部速度场和密度场均匀, 对物料按悬浮液密度分选有利, 分选精度高, 处理量大。双给介旋流器入料压力调整方便, 设备配套容易, 悬浮液和被选物料分别进入旋流器, 避免了物料过度粉碎, 减少了动能损失。实现了以单一悬浮液密度分选出精煤、中煤和矸石三种产品, 并能根据市场要求生产不同灰分的精煤, 实现了产品多样化, 简化了工艺流程。

3 效 果

改造后的石板选煤发电厂选煤生产系统工艺流程简单、自动化程度高、易操作、实现了较好的技术指标, 产生了显著的经济效果。

3.1 技术指标

(1) 原煤处理量提高。

采用重介质选煤工艺后, 原煤处理量由200 t/h提高到320 t/h, 生产能力由90 万t/a提高到150万t/a。

(2) 洗煤数量效率由原来的90%提高到95%以上。

在入洗相同质量原煤条件下, 精煤产率提高了4%, 精煤快灰稳定率提高了13%。

(3) 洗煤损失降低。

中煤中精煤含量下降了17%, 矸石中中煤含量下降了8%, 尾煤灰分提高了10%。

3.2 生产集中控制, 降低能耗

对原煤运输系统、介质循环和洗水平衡系统、产品运输系统的启停机顺序以及相关设备的闭锁关系进行了优化, 实现了洗煤生产计算机操作, 提高了生产效率, 降低了电耗。

3.3经济指标

按照年入洗150万t原煤计算, 由于重介质洗煤数量效率高, 精煤产率较跳汰洗煤提高了4.14%, 中煤产率下降了7.26%, 按2008年精煤、中煤售价计算, 吨原煤增收26.66元, 除去新增的成本, 预计全年新增收入达2 100多万元。

4结束语

石板选煤发电厂重介质选煤生产线工程竣工投产以来的运行实践表明, 重介选煤工艺先进可靠, 生产的各项技术指标均达到了预期目标。重介质选煤工艺的投产不仅有效解决了原跳汰选煤生产线入洗原煤能力不足和洗煤数量效率低、损失大、精煤质量不稳定的问题, 而且使得选煤厂经济效益显著提高。

摘要:石板选煤发电厂因原煤煤质变化、入洗量增加, 使得原跳汰洗煤工艺处理能力不足, 洗煤效果较差, 采用无压给料三产品重介质旋流器分选工艺对原系统进行改造后, 原煤处理能力提高到150万t/a, 精煤产率提高4%, 全年新增收入2 100多万元。

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